单孔增透率算法的提出及其工程应用

低透煤层增透效果的定量描述和评价一直处于盲目状态,使得煤矿瓦斯治理中致裂措施、瓦斯抽采不能因地制宜。增透率可反映采动或人工增透措施对煤岩体渗透特性的改变,并可定量评价煤层增透效果,其分布和演化规律可精准圈定瓦斯富集区域,指导瓦斯抽采钻孔的合理布置。在简化钻孔和裂隙模型基础上,求解了采动条件下钻孔的体积应变,提出了针对单孔的增透率计算方法;依托同煤矿塔山矿8212采面,开展现场裂隙探测试验,研究了工作面前方采动裂隙网络发育演化及卸压增透变化规律,并分析了单孔增透率随回采面推进的演化特征。结果表明：裂隙网络呈现“从无到有、从短变长、从窄变宽、不断贯通”的趋势,煤岩体单孔增透率随回采面推进呈现先逐渐上升后保持平稳的趋势,该成果有望直接优化煤矿现场瓦斯抽采孔的布置设计。     

基于塑性变形的煤体损伤本构关系及渗透率模型研究

开采扰动诱发的煤与瓦斯突出是煤矿生产过程中的主要瓦斯动力灾害之一。为系统探索开采扰动下煤体损伤演化特征和瓦斯渗流规律,拟开展不同瓦斯压力下全应力应变–渗流实验。通过考虑气体吸附和热膨胀效应修正广义胡克定律,建立基于塑性变形的煤体损伤本构关系,进一步构建考虑损伤的分段渗透率模型。结果表明:以渗透率突变点为界,可将煤体渗透率分为峰前和峰后2个变化阶段。其中,峰前呈指数型降低,而峰后急剧增加,峰值抗压强度和弹性模量均随着瓦斯压力升高而降低;煤体轴向塑性应变和损伤演化规律具有良好的一致性,二者均呈现出峰前变化不大,峰后激增的变化趋势;利用不同瓦斯压力和50℃实验数据对所建的损伤模型及渗透率模型进行验证,得到理论曲线和实验数据具有较好的吻合度,表明新建模型可较好地反映不同条件下煤体破坏失稳过程中的损伤演化规律和瓦斯渗流特征。      

Effect of bedding structural diversity of coal on permeability evolution and gas disasters control with coal mining

Bedding structure has affected gas flow in coal seam greatly, which also controls gas permeation direction and gas extraction results, and finally it has tremendous influence on prevention and control of gas disaster accidents. Combined with engineering practice of gas disaster prevention and control in China, in this paper, permeability evolution of nature coal in different bedding directions in the condition of loading is studied, and the results showed that in three directions of bedding fractures, permeability of coal which is parallel to bedding planes is the highest; it would be much easier for gas percolation along the bedding planes than other directions. In the unloading process, tension–shear destruction appears in coal sample which is oblique to bedding along the bedding planes, with a sudden increase in permeability. It is difficult for the crack damage from loading process to recover in unloading process, that is, permeability of unloading isn’t just a simple reverse process of loading. Combined with the permeability evolution of the three coal samples in the whole process, three permeability evolution models which include elasticity, plasticity and fracture are proposed. Based on the experimental results, gas extraction using boreholes along coal seam and through coal seam is compared during depressurized mining. Due to the bedding structure of coal seam, a large area of fracture network of “boreholes–bedding fractures” is formed among boreholes through coal seam and bedding structure, which makes the good effect of gas extraction using boreholes through coal seam. Research results will be of important guiding significance for choosing the best gas extraction scheme, layout of setting parameters of drilling boreholes and gas disaster prevention in the underground coal mine.     

开采扰动下考虑损伤破裂的深部煤体渗透率模型研究

为了研究深部煤体在开采扰动影响下的渗透率演化规律,以三向应力条件下的煤体渗透率模型为基础,从吸附解吸作用引起裂隙变形和损伤破裂造成煤基质弹性模量劣化的角度进行理论推导,引入内膨胀应变系数的概念,同时基于Drucker-Prager破坏准则的损伤本构关系建立了两种考虑煤体损伤破裂的渗透率演化模型——指数型和立方型,并且对常规三轴加载、开采扰动加卸载和改变气体压力下的瓦斯渗透试验结果进行了拟合分析。结果表明：所构建的两种模型可以较好地反映常规三轴加载和开采扰动加卸载下煤体渗透率的分区段变化特征,也可以描述有效围压恒定条件下煤体渗透率随气体压力升高而降低的规律。在开采扰动加卸载和改变气体压力的试验中,指数型的拟合效果略优于立方型。研究结果可为深部煤炭开采及瓦斯抽采的工作提供指导。     

近距离上保护层开采瓦斯运移规律数值分析

采动裂隙是瓦斯运移的通道,搞清瓦斯运移规律是瓦斯治理的前提。在考虑岩石动态破坏过程和含瓦斯煤岩渗流-应力-损伤耦合的基础上,结合平煤五矿实际地质条件和开采工艺,建立了数值计算模型,应用RFPA-Gas程序模拟了近距离上保护层采动顶底板岩层变形破坏、裂隙演化规律与瓦斯运移规律。模拟结果较好地再现了保护层开采过程中煤岩层应力变化、顶底板损伤及裂隙演化过程,得到了上覆岩层移动的“上三带”（冒落带、裂隙带和弯曲下沉带）和底板变形的“下两带”（底板变形破坏带和弹塑性变形带）。得到了被保护层瓦斯流量分布、瓦斯压力分布和透气系数的变化规律,卸压煤层瓦斯透气性增大了2 500倍,得到了煤壁下方压缩区和膨胀区之间的张剪瓦斯渗流通道,并将保护层底板压缩区和膨胀区的瓦斯渗流特征提炼出来：压缩区对应的是渗流减速减量区、膨胀区由卸压膨胀陡变区和卸压膨胀平稳区组成,分别对应着渗流急剧增速增量区和渗流平稳增量区。指出卸压膨胀陡变区是瓦斯突出危险区,为近距离保护层开采瓦斯治理指明了方向。实践表明,瓦斯治理效果显著。     

沿抽采井筒的煤储层渗透率模型研究

渗透率是表征瓦斯流动的重要参数,为保证煤矿瓦斯安全高效抽采,有必要探究距抽采井筒不同位置处煤层瓦斯渗流演化特征。然而,瓦斯抽采过程中伴随有效应力、煤基质对瓦斯的吸附/解吸能力以及煤储层温度的不断变化,甚至出现抽采损伤,使得煤层瓦斯运移行为异常复杂。为探究抽采过程的煤层瓦斯渗流特性,在圆柱坐标系下,考虑压力场与温度场变化对煤储层渗透率的影响,构建温度影响的孔隙压力时空演化函数,据此建立应力与温度作用下的煤储层渗透率模型。结果表明:建立的模型能合理描述沿抽采井筒孔隙压力的演化规律以及瓦斯的运移特性,即在恒定外应力的条件下,随抽采时间增加,不同位置处孔隙压力先降低后变化平缓,煤储层渗透率先降低后升高;此外,同一煤储层位置处,考虑温度比不考虑温度的渗透率计算值更低;通过讨论发现,随抽采时间增加,根据裂隙压缩与基质收缩对渗透率演化的不同效应,设置合理的负压抽采方式可提高瓦斯抽采量。      

远程卸压瓦斯抽放数值模拟

利用新近开发的含瓦斯煤岩破裂过程固气耦合作用的F-RFPA2D数值模拟工具,模拟了潘一矿在下煤层开采过程中上覆岩层的移动、垮落的全过程,以及由于下煤层开采所诱发的上煤层(主采煤层)透气性演化过程,并对采动影响下煤层瓦斯抽放时瓦斯的流动运移规律进行了初步的数值模拟研究。模拟结果同现场工程实际比较吻合,表明利用F-RFPA来研究煤矿开采所诱发的煤层透气性演化和瓦斯运移等工程实际问题是可行的。      

损伤和剪胀效应对裂隙煤体渗透率演化规律的影响研究

煤层瓦斯渗透率是影响瓦斯抽采和动力灾害防治的重要参数。为了研究煤体损伤和剪胀变形对渗透率的影响,首先引入损伤变量反映煤体损伤破坏状态,建立了基于体应变增量的煤体损伤本构模型。并采用Hurst指数表征裂隙表面粗糙度,基于裂隙表面的分形特征,建立了裂隙渗透率在压缩和剪切作用下的演化模型。通过对TOUGH2和FLAC3D软件进行二次开发,建立了基于双重孔隙模型的TOUGH2(CH4)-FLAC气-固耦合数值分析工具。采用本软件对煤样单轴压缩过程进行模拟分析,结果表明：煤体的破坏是损伤单元累积和贯通的结果,最终形成贯通煤体的损伤带是造成煤体失稳破坏的主因;围岩内的渗透率增加区域与损伤区位置基本一致,其中裂隙系统的渗透率增加幅度最大可达2个数量级;剪切破坏区的裂隙发生剪胀变形,引起裂隙渗透率大幅增加。建立的理论模型与数值计算工具为制定瓦斯治理措施提供了理论指导。     

采动煤岩渗透率演化模型及数值模拟

为描述采动煤岩渗透率演化过程,引入强度退化指数,基于Hoek-Brown强度准则,建立了考虑围压影响的煤岩应变软化力学本构模型。给出了体积应变和渗透率的关系方程,结合应变软化模型建立了采动煤岩渗透率演化模型,并在FLAC下予以实现。通过数值模拟研究了不同围压下圆柱岩样的峰后应变软化力学行为和某煤矿工作面开采过程中煤岩的渗透率演化过程,结果表明：（1）该模型能较好地反映围压对煤岩峰后应变软化行为的影响;（2）随着工作面推进,越来越多的煤岩单元破坏,渗透率也不断增长,逐渐成为瓦斯等流体运移的主要通道。（3）模型能再现采动煤岩渗透率演化的动态过程,从而为煤与瓦斯共采、煤层瓦斯抽放和瓦斯灾害防治提供指导。     

深部煤储层应力敏感性特征及其对煤层气产能的影响

深部煤储层处于高地应力环境中,其渗透率变化特征与浅部存在较大差异,为研究有效应力对深部煤储层渗透率的差异性影响,以及应力敏感性各向异性特征,以沁水盆地横岭区块15号煤层为研究对象,采样深度1 200~1 700 m,采用覆压孔渗实验,开展平行层理和垂直层理样品在不同有效应力下的渗透率变化规律研究,探究其应力敏感性特征及其对煤层气产能的影响。结果表明:渗透率随有效应力的增加呈幂指函数降低,平行层理面渗透率总体高于垂直层理面,且在2个方向上渗透率变化规律呈正相关性。选取储层孔裂隙压缩系数、渗透率损害率和渗透率曲率3个参数作为煤储层应力敏感性评价指标,其中,孔裂隙压缩系数随有效应力增加,以5 MPa为界限先后呈现正相关性和负相关性,渗透率损害率和渗透率曲率分别与有效应力呈指数上升和下降的规律。基于应力敏感性参数,推导出煤层气井产能模型,模型显示,不考虑应力敏感性的气井产量高于考虑应力敏感性,揭示了应力敏感性对煤层气产量的影响程度,即在5 MPa生产压差下,气井的产量降低幅度随应力敏感性系数的增大整体呈增高趋势。针对应力敏感性的阶段划分,研究区目标煤层在煤层气排采过程中应采用小–中–大的排采方案来控制生产流量。      

水力压裂条件下焦作矿区低渗煤层气试验井产能预测

为了探索焦作"三软"煤层（软煤、软顶和软底）水力压裂条件下煤层气渗透机理及产出规律,首先基于储层裂缝扩展模型,考虑压裂后煤体孔隙率对渗透率的影响,建立储层裂缝渗透模型,并进行试验单井的应用及分析,得出压裂缝长度、宽度、渗透率以及压裂后储层参数等指标;而后通过等温吸附曲线法与历史拟合法的综合分析,对煤层气井的采收率进行预测;最后结合所得指标参数与采收率,运用FracproPT软件对矿区GW-002试验井进行2 430 d的产能预测。结果表明:该试验井模拟预测的平均日产气量可达596.87 m3,采收率可达32.86%,累计产气量可达1.09×106 m3,数值模拟出的产气量与实采数据较为吻合,满足煤层气开采技术要求,可用于指导焦作矿区煤层气井压裂抽采实践与产能预测。      

Fracture Evolution and Accumulation and Dissipation Law of Energy During Ascending Mining

Ascending mining method is a widely used method in China for coal mine safety. To determine whether ascending mining method can eliminate or reduce the outburst risk or not in Xinzyao Mine, China, a numerical model was built by FLAC3D software to investigate the fracture evolution and accumulation and dissipation law of energy during the process of ascending mining. And a dual water blocking system was used to verify the fracture evolution obtained from the numerical model. The results show that FLAC3D model can predict the fracture evolution in overburden with a reasonable error. The height of water-conducting fractured zone of no. 14-3 coal seam is about 82.5 m, and it increases by 27 % after no. 12-2 coal seam is mined. The largest energy accumulated in no. 12-2 coal seam is about 32.5 kJ/m³ when mining it directly. The energy accumulated in no. 12-2 coal seam decreases by more than 40 % when ascending mining method is adopted. Ascending mining method can effectively eliminate the outburst risk of the upper coal seam. The research is helpful for the determination of ascending mining method and the further study of the prevention mechanism of rock burst.     

软煤储层顶板水平井穿层工况下压裂缝扩展模型

为了探索煤层顶板中水平井向目标层穿层压裂的裂缝扩展规律,以华北石炭-二叠纪煤田为例,运用断裂力学、损伤力学以及流体力学等经典理论并结合现场实测资料,开展了压裂缝延伸距离与压裂时间时空演化规律的建模与验证。首先,基于原生裂缝特性、渗透特性以及压裂射孔段附加应力等因素,提出了顶板水平井垂向造缝的起裂压力计算公式;其次,在考虑裂缝性煤岩体损伤效应的基础上,引入Dougill损伤因子,将该计算模型拓展为延伸压力计算模型;最后,基于改进的经典PKN裂缝模型和压裂液滤失理论,建立了连续穿层工况下压裂缝延伸距离与压裂施工时间的函数关系。实践验证表明,根据理论模型合理调配时间参数,可以控制穿层裂缝的延伸距离。      

Research on Correlation Between Abutment Pressure and Gas Drainage Flow of Coal Seam

In this paper, based on the field test of No.S3012 working face of Shan Mushu Coal Mine in Sichuan Coal Group, monitoring the abutment pressure and gas drainage flow during the mining process, studying the change law of the abutment pressure and gas drainage flow of the coal seam, and using the numerical simulation method research on the evolution of abutment pressure and displacement of coal seam during the mining process. The results shown that: with the advance of coal mining face, the abutment pressure of coal seam can be divided into stress decreasing area, stress increasing area and original stress area, and the stress state of coal seam and the pore, crack structure and permeability of coal body are obviously changed. With the advance of the mining face, the abutment pressure in front and back of the coal mining face is the moving abutment pressure, and the coal mining face to be in the pressure relief area, the front abutment pressure peak value deep into the coal body 5–10 m, the influence scope reaches the front coal mining face to 90–100 m, this area is the stress increasing area. And the evolution law of the roof displacement of goaf is similar to the elliptical with the axial ratio changes, when the ratio is close to 1, the roof subsidence affected area is similar to the shape of “O”.     

地面垂直钻孔预抽特厚煤层瓦斯数值试验与应用

为解决塔山煤矿高强度开采条件下瓦斯低含量、高涌出的问题,同时为了弥补大型物理实验和现场试验成本高、操作难的缺点,根据该矿8101工作面所属区域煤层的地质和瓦斯赋存条件,确定了数值试验方案,对地面垂直钻孔预抽特厚煤层瓦斯的效果进行优化分析。基于煤岩（体）的孔隙特征,构建了含瓦斯煤岩（体）破裂过程气-固耦合和渗透率-损伤耦合数学本构模型。采用RFPA2D瓦斯分析版软件建立地面钻孔抽放瓦斯的数值计算模型,设置有关简化条件、边界条件和物性参数,通过数值试验得出：地面垂直钻孔的终孔位置布置在煤层底部比较合理;在综合考虑地面垂直钻孔投入成本和瓦斯抽采效果的基础上,确定地面垂直钻孔间距为50～60 m比较合理。同时,由8101工作面地面垂直钻孔抽采煤层瓦斯的实际应用效果分析可知,当地面垂直钻孔的终孔位置布置在煤层底部,且钻孔间距布置为50 m时,能够实现良好的瓦斯抽放效果,这也从一定程度上进一步验证了数值试验的合理性和可行性。     

基于板壳和断裂力学理论的上覆采空区积水危险性判定技术

为避免山西临汾胜利煤矿10号煤层采动过程中受上覆6号煤层采空区透水的威胁,利用板壳理论、断裂力学理论分别建立导水裂隙带高度和底板破裂深度的力学模型,计算10号煤层Ⅰ—Ⅵ区开采过程中导水裂隙带高度分别为46.77 m、48.86 m、56.05 m、56.14 m、56.33 m和55.20 m,6号煤层Ⅰ—Ⅳ区的破裂带影响深度分别为1.57 m、1.14 m、1.85 m和1.26 m。通过构建上覆煤层采空区积水危险性类型的划分准则,对10号煤层采动过程中受到上覆6号煤层采空区积水的危险性进行判定分析,结果表明:6号煤层Ⅰ—Ⅳ区对10号煤层的积水危险性类型均为突水型,会对10号煤开采过程产生安全威胁;6号煤层的不可采区域对10号煤层Ⅴ区和Ⅵ区的影响类型为原岩渗透型,对10号煤层Ⅴ区和Ⅵ区的回采不会构成危险性。      

低渗煤层压裂机理及应用

构造煤由于煤层渗透性低,地面煤层气开发进程迟缓。通过研究低渗煤层的地质模型,结合以往工程实践经验分析,探讨了低渗煤层中采用水力压裂技术进行储层改造增产的机理,并在淮北矿区芦岭煤矿地面煤层气井中进行了应用。研究表明,采用高强度水力压裂技术工艺可在低渗煤层中产生比较长的裂缝,取得比较理想的产气效果。研究结果对我国碎软低渗煤层开展地面煤层气开发具有一定的推动作用。      

Impact of Gas Adsorption Induced Coal Matrix Damage on the Evolution of Coal Permeability

It has been widely reported that coal permeability can change from reduction to enhancement due to gas adsorption even under the constant effective stress condition, which is apparently inconsistent with the classic theoretical solutions. This study addresses this inconsistency through explicit simulations of the dynamic interactions between coal matrix swelling/shrinking induced damage and fracture aperture alteration, and translations of these interactions to permeability evolution under the constant effective stress condition. We develop a coupled coal–gas interaction model that incorporates the material heterogeneity and damage evolution of coal, which allows us to couple the progressive development of damage zone with gas adsorption processes within the coal matrix. For the case of constant effective stress, coal permeability changes from reduction to enhancement while the damage zone within the coal matrix develops from the fracture wall to further inside the matrix. As the peak Langmuir strain is approached, the decrease of permeability halts and permeability increases with pressure. The transition of permeability reduction to permeability enhancement during gas adsorption, which may be closely related to the damage zone development in coal matrix, is controlled by coal heterogeneity, external boundary condition, and adsorption-induced swelling.     

基于CT三维重建的注水煤岩体裂隙扩展规律研究

针对煤层注水防尘过程中注水压力设置不合理、注水渗流效果差等问题,采用CT扫描技术与RFPA软件相结合的方法,构建了可以表征注水煤岩体内部孔裂隙结构的三维细观非均匀渗流损伤数值模型。通过对经过CT三维重构的煤岩模型进行不同注水压力的渗流损伤模拟,研究了煤层注水压力对煤样的渗流破坏、渗透率演化及声发射特性变化的影响;并通过对重构的煤岩模型进行缩放处理,研究了煤岩尺寸对煤样的渗流破坏和声发射变化的影响。研究结果表明：在煤样微观裂隙扩展过程中,随着注水压力的递增,煤样损伤单元数、渗流运动的渗流场分布范围、渗透率、声发射数目和能量总体呈上升趋势,局部范围内有波动发生,发生波动的原因是由于渗流运动的渗流场与煤样裂隙内部应力场发生临界反应,致使煤样破坏单元位置发生改变;煤样渗透率由3.82×10−5 μm2上升至0.314 μm2,孔隙率由5.45%上升至48.45%,揭示了煤岩体裂隙总体上随注水压力增大而不断扩展贯通,局部上随注水压力增大而扩展趋势有所下降的影响规律;随着煤样尺寸的增加,注水破坏后煤样的孔隙率呈现先下降后逐渐平稳的趋势,声发射特性变化趋势正好与之相反,表明煤样的尺寸对注水煤岩渗流破坏有显著影响,但当煤样尺寸超过40 mm时,煤样尺寸对注水煤岩渗流破坏的影响趋于稳定。CT扫描技术与RFPA软件相结合的方法能够有效模拟注水煤岩的裂隙渗流扩展行为。     

不同温度条件下气体压力升降过程中瓦斯运移规律的试验研究

利用自主研发的含瓦斯煤热-流-固耦合三轴伺服渗流装置,对不同温度条件下型煤试件在气体压力升降过程的渗流特性进行了试验研究,以模拟随采深增加引起的地温升高条件下煤的渗透特性。同时,为探讨低渗储层的滑脱效应进行了相同条件下氦气的平行试验。研究结果表明：（1）升压阶段,轴向应变增大,径向应变减小,近似呈线性变化;降压阶段,随气体压力降低,应变呈现出与升压阶段相同的变化趋势。随温度升高,应变随气体压力变化的斜率增大。（2）升压阶段,随气体压力升高,渗透率呈二次抛物线型变化,约在气体压力为3.0 MPa左右到达最小;降压阶段,随气体压力减小,渗透率先略有减小后增大,升压阶段渗透率大于降压阶段渗透率。（3）升压阶段滑脱效应引起的渗透率变化量大于降压阶段的变化量,且滑脱效应所引起的渗透率变化量随气体压力增加呈幂指数函数降低。